時志偉,馬智勇,于亞南
(河南義煤集團耿村煤礦,河南 澠池 472431)
沿空留巷具有煤炭回收率高、回采工作面銜接合理、巷道掘進率低、掘進排矸少,對于緩解采掘緊張關系和實現礦井集約化生產具有顯著效果。沿空留巷從空間上使巷道處于開采后應力重新分布的低應力區,但從時間上無法避免采動支承應力重新分布過程中的劇烈作用,巷道需要經受兩次采動影響,礦壓顯現強烈,巷道維護難度大。因此,如何提高巷道圍巖自身的承載能力和合理的支護設計,以滿足巷道使用期間通風、運輸、行人的需要,是留巷的關鍵。本研究以冀中能源股份有限公司章村煤礦2404運輸巷進行了留巷實驗,對留巷的過程視為一個系統工程,從掘進前的巷內支護參數設計、巷道施工到留巷期間的巷旁支護方式與參數選擇,以及工作面回采期間的超前加強支護統籌考慮,保證了沿空留巷技術的成功實施。
章村煤礦2404工作面是4224采區的首采面,北部為設計2402工作面,下部為設計2406工作面,東部以4224采區皮帶下山為界,西部以4224采區邊界線為界。本面地層總體為單一傾斜煤層,走向北東向,地層傾角 6°~20°,平均 13°左右。2#煤層直接頂為砂質泥巖及細砂巖復合頂板,硬度較低;煤層底板為砂質泥巖或泥巖,加有多層小煤。巷道斷面大小設計斷面為寬×高=4.0 m×2.3 m,由于斷面為梯形,上幫高約2.65 m,下幫高約1.95 m。
當不考慮采動影響時,采用公式(1)進行巷道塑性區大小的計算,根據巖石力學試驗成果,得出沿空留巷參數表見表1。

表1 沿空留巷相關參數表

式中:
R'—極限平衡區深入巖體中的深度,m;
R—極限平衡區半徑,m;
r0—巷道半徑,m。
k2—煤巖體力學參數修正系數。
根據公式(2)計算出極限平衡區深入巖體中的深度,確定2404工作面所在區域的圍巖為IV類一般不穩定圍巖。并且對巷道的變形進行了地質和礦壓分析,決定采用錨網支護系統。這類支護不僅能對圍巖向巷道內變形和移動產生一定的阻力,而且本身又具有某種程度的變形能力,以便使能量繼續得到一定程度的釋放。
頂板支護:頂錨桿選用d22的高強度左旋螺紋鋼體制作,選用樹脂藥卷全長錨固,錨桿長度取2000 mm。頂板采用鋼筋梯子梁,鐵絲網,鋼質托盤作為輔助支護。鋼筋梯子梁用d14鋼筋橫縱筋焊接而成,兩根縱筋長3800 mm,平行間距50 mm,橫筋平行焊接。鐵絲網為經緯編織網,規格:長×寬=4.2 m×1.0 m,網片之間搭接100 mm,每隔300 mm用雙股12#鐵絲連接,鋪網時長邊垂直于巷道方向。托盤規格:長×寬×厚=120 mm×120 mm×10 mm。
巷幫支護:幫錨桿選用直徑d18的普通桿體制作,選用樹脂藥卷端頭錨固。錨桿長度按擠壓加固作用形式設計。幫錨桿長度定為2.0 m。錨桿間距0.80 m。兩幫采用梯子梁和 120 mm×120 mm×10mm的鋼質托盤。梯子梁采用d10 mm鋼筋橫筋與縱筋焊接而成,寬50 mm,長2.4 m,垂直于巷道方向布置。雙抗塑料網作幫網,寬1.2 m,長3 m,順巷道方向布置,網間搭接不小于0.15 m,用雙股12#鐵絲連接,連接間距不大于0.3 m。
考慮一次采動影響時,采用公式(3)進行巷道塑性區大小的計算,取采動影響系數,并代入表1的參數值,得工作面2404回采過程中巷道圍巖極限平衡區半徑為:

極限平衡區深入圍巖中的深度:

查巷道圍巖分類表可知,沿空留巷在受到2404工作面采動影響時,其巷道圍巖屬于Ⅴ類,屬于不穩定圍巖。
從頂板載荷的粗略估算考慮,留巷巷道頂板載荷由直接頂垮落帶懸巖重量與老頂裂隙巖梁的附加載荷組成。根據數值模擬分析-工程類比和理論計算-頂板載荷為直接頂載荷與老頂載荷之和-直接頂載荷為其本身的重量-老頂的載荷以直接頂載荷的倍數來估算-則頂板載荷可按如下公式估算確定。

式中:
Q—頂板載荷集度;
M—采高,m;
γ—頂板巖石容重,kN/m3。
即沿空巷道的載荷與開采厚度成正比關系,頂板壓力相當于采高的4~8倍巖柱重量。取M=1.5 m,γ =2500 kN/m3,則:

沿空留巷頂板懸梁載荷強度最大為0.3 MPa。
綜合回采期間極限平衡區深入圍巖的深度和對頂板載荷的粗略估算兩方面考慮,表明在回采期間,隨著采動的影響,礦壓明顯顯現,尤其在第二階段的巖層強烈沉降期,巷道變形嚴重,直接頂會整體下沉,塑性區深入圍巖中的深度達到了3.0 m,而先前采用的普通錨網支護時錨桿長度只有2.2 m,顯然不滿足安全要求。所以在這一階段,必須加強對巷道頂板的支護措施,采用錨索支護對巷道頂板進行加強支護。
巷道永久加強支護采用錨索支護,在下巷超前支護前(超前工作面不小于25 m),提前完成補打錨索工作。在上幫距原巷道中心線1.5 m處和巷道中心線處補打 2道錨索梁。錨索采用 d17.8mm,L8300 mm鋼絞線制作,長度8.3 m,錨索梁為16#槽鋼制作,順巷布置,間距2.4 m,排距1.5 m,每孔裝樹脂藥卷S2370一卷、Z2360兩卷。錨索安裝后1 h漲拉到設計預緊力(150 kN)。
由沿空留巷礦壓顯現規律可知,隨工作面推進,工作面前后方支承壓力呈現規律性變化,超前工作前方40 m左右范圍內支承壓力最大,工作面后方超過120 m范圍支承壓力逐漸減小,礦壓顯現最不明顯。鑒于此,在工作面前方需要進行沿空巷道的加強支護,后方一定范圍內可拆除部分支護。
超前工作面不小于20 m打自上幫起第一、第三排單體和鉸接梁,工作面機頭拉架后,按設計加打第二排單體和鉸接頂梁,并在上幫吊掛金屬網片,同時把巷內積貨清理干凈。待留巷段壓力變小,變形趨緩時(大約在工作面推進100 m),先摘除第二排、第三排單體鉸接頂梁,外運待用。留巷穩定后(大約在工作面推進200 m時),在留巷內將單體鉸接梁全部摘除,及時拆下礦工鋼架棚支護,隨拆隨支,跟拆間距不大于1 m,及時形成二次支護結構。摘除所有單體后,也可視巷道壓力情況將礦工鋼架棚改為點柱。先在上幫空區側按間距0.5 m加打紅松木柱,然后摘除第一排單體和鉸接頂梁,依次循環進行。
沿空巷道的煤幫一側相對穩定,其支護較為簡單;而采空區一側的壓力情況相對復雜,需加強對支護設計的研究。應用較多的巷旁支護形式有以下幾種:1)木垛;2)密集支柱;3)矸石帶;4)砌塊;5)巷旁充填帶。針對章村煤礦煤層無自燃,瓦斯含量小的特點。實現了無人工充填巷旁支護。
上工作面回采后,預留巷道一側的巷幫變為工作面直接頂的冒落矸石,矸石體被上覆巖層壓縮時,矸石體除自重產生垂直方向應力外,還受頂板下沉荷載q0作用,根據廣義庫侖理論,其計算式為:

式中:
σa—沿深度方向的主動土壓力分布強度,kPa;
γ—墻后填土的容重,kN/m3;
z—計算土壓力點的深度;
Ka—主動土壓力系數,按式(10)計算;
φ—為填料內摩擦角,根據相關研究成果,此處取經驗值40°。
則其對支護結構的側向壓力為:

由上述計算可知,冒落矸石是作用在支護結構上的側壓力,頂板巖層觸矸以后,最大側壓力為47.2 kPa。根據土壓力定義可知,當支護結構被推動至發生橫向位移后,墻后土體會隨即發生滑動,并由此引發上覆巖層的新一輪運動和應力調整,使穩定后的頂板巖層再次發生運動,嚴重時會導致巷道維護的失穩。故進行巷幫支護設計時,應確保支護阻力大于最大側壓力,防止支護結構發生橫向位移。
工作面回采過程中,為防止采空區矸石竄入巷內,在上幫第一排單體采空區側,吊掛1.2 m ×2.2 m長的金屬經緯網護幫,網片間搭接0.1 m,并用14#鉛絲每隔0.2 m雙絲扭結牢固,形成系統的半邊掛網擋矸、通過“頂接十字頂梁”、“底穿特制鐵鞋”在其后背裱半圓木等措施以平衡采空區側向壓力,形成無人工巷旁充填進行護幫。留巷最終支護效果見圖1。

圖1 2404運輸巷聯合支護系統
對下巷進行每日的礦壓觀測,以確定巷道頂板及兩幫的變形量,具體的測試結果如圖2~4所示。



圖4 頂板下沉量示意圖
由圖2~4可知,離煤壁越近的巷道變形量越大,隨著工作面的逐漸推進,變形量逐漸減小至某一固定值。巷道兩幫的變形量在距煤壁0~145 m左右時逐漸變大,超過145 m后趨于穩定。巷道的頂底板變形量在距煤壁120 m前呈逐漸增加的趨勢,在越過該距離后基本保持不變。頂板下沉量在距煤壁距離超過130 m后趨于穩定。
由以上分析可知,在距煤壁距離100 m之前,受動壓影響最為嚴重,在該階段各變形量也呈逐漸增加的趨勢,在超過120~140 m后,巷道的兩幫變形量、頂底板變形量及頂板下沉量都保持某一固定值,說明巷道在超過該距離后基本不受動壓影響,至留巷的成巷階段。
1)以極限平衡區深入圍巖內的深度分類指標為依據,確定巷道掘進期間采用錨網支護系統。
2)以沿空留巷礦壓顯現規律為依據,對所留巷道進行永久加強支護和臨時加強支護,永久加強支護采用補打錨索的方式,臨時加強支護采用單體液壓支柱配合十字鉸接頂梁。
3)巷幫采用“單體液壓支柱配合鉸接十字頂梁背裱半圓木金屬網阻隔矸石”的新型無充填護幫形式,形成無人工充填的巷旁支護形式。
4)通過2404工作面回采證明,沿空留巷采用錨網索梁點支柱聯合支護是合理、可行、有效的,巷道滿足了生產、通風和行人的要求,達到了預期的效果。錨網索梁點支柱聯合支護在沿空留巷中的成功應用,為類似條件下沿空留巷提供了寶貴的實踐經驗。
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